深部高应力硐室围岩稳定性分析

2021-11-29陈鑫源

能源与环保 2021年11期

陈鑫源

(河南省煤炭科学研究院有限公司，河南郑州 450001)

近年来，我国浅部煤炭资源日益减少，大多数煤矿已经转入深部开采阶段，受深部复杂地质力学环境的影响，硐室围岩稳定性大大降低，特别是在动压的影响下，硐室围岩呈现出加速变形以及表现出明显的流变、蠕变特征。林惠立等[1]采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法对深部大断面硐室群进行了分析，得出了硐室群的应力场、位移场变化特征，提出了在硐室肩部及顶部关键部位进行加强支护的控制对策。杨仁树等[2]通过现场测试和数值模拟的方法分析了硐室开挖对周边巷道和硐室自身的影响，得出加固硐室周边煤柱和底板围岩的支护对策。蔡峰等[3]采用数值模拟的方法对深部硐室群最优施工过程进行了分析，得出采用预留空间锚网索+桁架耦合支护的围岩控制技术。本文以某煤矿-850 m水平的井底车场水泵房硐室为研究对象，采用现场调查、试验研究和数值模拟等方法，对硐室的围岩变形机理和控制技术进行探讨，为类似条件下的硐室支护提供参考。

1 工程概况

1.1 基本情况及工程地质

江西某煤矿-850 m水平的井底车场埋深约886 m。矿井主采煤层为B4煤层，煤厚2.6～3.0 m，煤层总体成单斜状，煤层倾角10°～12°。矿井相对瓦斯涌出量为38.35 m3/t，绝对瓦斯涌出量为36.63 m3/min，属高瓦斯矿井，自然发火倾向等级属二类自燃。除了主井和副井，主要硐室巷道分别为中央变电所、水泵房、井底候车硐室、运输大巷及绕道大巷，其平面布置及剖面布置如图1所示，各硐室及巷道围岩的岩性如图2所示。

图1 硐室及巷道布置

图2 -850 m水平各硐室及巷道岩性综合柱状

1.2 矿物成分

通过X射线衍射仪对-850 m井底车场硐室围岩矿物成分进行了分析，结果见表1。由表1可知，-850 m井底车场各硐室围岩含高岭石和云母等黏土矿物较多，此种围岩遇水后极易软化、泥化，严重影响巷道的稳定[4-7]，因此，该岩体基本上为强度较低的泥质软岩。

表1 井底车场硐室围岩矿物成分

1.3 硐室掘进施工工艺及支护方案

水泵房断面为半圆拱形，硐室掘进采用钻孔爆破进行全断面掘进，每次掘进1.6 m，采用“掘二喷一”的施工工序，硐室净宽为5.0 m，净高为5.2 m，采用“锚杆+锚索+金属网+U型钢支架+喷浆”联合支护方式。其中锚杆为φ20 mm×2 500 mm，间排距均为800 mm；锚索为φ15.24 mm×7 000 mm，间排距2.0 m×1.6 m。硐室断面具体布置如图3所示。

图3 硐室断面

2 围岩变形机理分析

根据现场观测和调查，井底车场主要硐室开挖后，虽然采用“锚杆+锚索+金属网+喷浆”的支护技术，甚至是钢拱架，但顶板仍然出现喷浆开裂、塌落，个别地段出现严重片帮、底鼓，从围岩矿物成分分析可知，围岩中含有高岭石、长石和云母，高岭石遇水崩解，云母遇水软化，不含蒙脱石等强膨胀矿物。综合分析，硐室围岩变形破坏有以下原因。

(1)岩性差。硐室围岩自身强度低，节理裂隙发育，岩体开挖后，在高应力的作用下破裂变形明显，围岩稳定性减弱，原有裂隙更为扩展，整体性变差。

(2)应力大。硐室埋深886 m，所受原岩应力大，特别是硐室开挖后，垂直应力向深部转移对两帮和底板影响更大，工程力的影响也使硐室围岩变形明显加剧。

(3)相邻硐室和巷道的开挖扰动影响。由于各硐室都在建设当中，开挖时必然会引起邻近巷道或硐室扰动。另外，由于硐室围岩变形大，经常需要进行返修，也对硐室的稳定性产生影响。

(4)围岩应力分布复杂。井底车场各硐室相距较近，表现为空间位置复杂，由于水平应力作用效果大大降低，使垂直应力作用更加突出，造成上覆岩层压力不断向巷道两帮和底板转移，在变形的同时造成应力集中现象[8-12]。加上各硐室和巷道原支护设计中都较少地考虑底板控制或者设计不合理，造成底板和两帮大量变形而失稳。

(5)流变效应。在各硐室和巷道建成后，其应力重新分布而会形成应力叠加现象，随着时间的增长，围岩将发生明显的应力叠加环境下的流变破坏。

3 相邻硐室和巷道开挖扰动影响分析

3.1 建立模型

硐室和巷道尺寸及位置关系如图4所示。根据现场地质资料以及硐室围岩的相关力学参数，建立了计算模型[13-15]。模型长×高=90 m×50 m，模型的左、右及下边界均为位移固定约束边界，上边界为应力边界，按上覆岩层厚度施加均布载荷，模型下边界距地表900 m，数值模型如图5所示。

图4 硐室和巷道尺寸及位置关系

图5 数值模型

数值模型中各岩层的力学参数值根据测试报告和现场情况确定，选用摩尔—库仑模型进行计算[16-21]，各岩层力学参数见表2。

表2 主要岩层力学参数

3.2 数值计算结果分析

井底车场硐室群开挖后，在原支护条件下，从其变形情况来看，不管是顶、底板，还是两帮，位移量都较大。水泵房底鼓量为621 mm，顶板下沉量为727 mm，顶底板移近量1 348 mm，左帮位移959 mm，右帮位移达到754 mm，两帮移近量1 713 mm，水泵房变形前后的计算结果如图6所示。

图6 水泵房的计算结果

大巷底鼓量为657 mm，顶板下沉量为740 mm，顶底板移近量1 397 mm；左帮位移770 mm，右帮位移793 mm，两帮移近量1 563 mm。大巷变形前后的计算结果如图7所示。

图7 大巷的计算结果

候车硐室底鼓量为513 mm，顶板下沉量为509 mm，顶底板移近量1 022 mm，左帮位移563 mm，右帮位移656 mm，两帮移近量1 219 mm，候车硐室变形前后的计算结果如图8所示。

图8 候车硐室的计算结果

综合数值计算结果可以得出，水泵房围岩变形最为严重，水泵房左帮位移明显大于右帮，硐室围岩整体变形量大。

单独开挖水泵房时垂直应力分布如图9所示，同时开挖水泵房和大巷时的垂直应力分布如图10所示，同时开挖水泵房、大巷和候车硐室时的垂直应力分布如图11所示。

图9 单独开挖水泵房时垂直应力分布

图10 同时开挖水泵房和大巷时的垂直应力分布

图11 同时开挖水泵房、大巷和候车硐室时的垂直应力分布

从以上数值分析可以得出，单独开挖水泵房时，两帮及顶底板变形量相对较小，大巷的开挖极大地改变了应力分布，形成了应力的重新分布及较高的应力集中，两帮及顶底板移近量大幅增大，相邻硐室开挖相互影响较为强烈。硐室群同时开挖时，在水泵房和大巷之间形成了较高范围的应力集中，临近应力集中区域的硐室产生了较大的水平位移，在应力集中的影响下，围岩破坏范围较广，松动范围较大。

4 水泵房支护修复方案

4.1 围岩松动圈窥测

在-850 m水平井底车场水泵房进行钻孔窥视试验，两帮窥视结果表明，两帮孔口到孔内70～80 cm的岩体完整，在80～150 cm极为破碎，在150～310 cm仍然破碎，在310～410 cm仍有裂隙产生，410 cm后岩体整体性较好，这说明松动范围在4 m左右，窥视结果如图12所示。

图12 水泵房围岩窥视结果(帮部)

顶板与两帮的破坏方式稍有不同，在孔内0～30 cm完整，在30～210 cm极为破碎，在210～260 cm破碎，在260～310 cm仍有裂隙产生，310 cm以外岩石完整，窥视结果如图13所示。水泵房的松动范围在3.0～4.0 m。

图13 水泵房围岩窥视结果(顶板)

4.2 扩修前注浆加固

根据现场钻孔窥视结果，松动范围在3.0～4.0 m，为提高安全系数，可确定注浆孔长度为5 m，注浆主要针对拱顶及两帮，其间排距为2.0 m×1.6 m。具体布置如图14所示。注浆材料为水泥—水玻璃双液浆。

4.3 硐室修复设计

(1)锚杆。主要布置在两帮和拱顶，选用φ22 mm、L=2 600 mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，材质为BHRB500。每根锚杆使用3卷K2350树脂锚固剂，预紧力不低于100 kN，锚杆间排距均为800mm。全断面挂金属网和钢筋梯子梁，金属网为φ6 mm，网格80 mm×80 mm。金属网接茬处必须有锚杆加钢筋梯子梁将其上紧并紧贴岩面，网间搭茬长度不少于100 mm，钢筋梯子梁由直径12 mm圆钢焊制而成，底角锚杆应向下倾斜15°安装。

(2)大直径锚索。锚索选用φ21.6 mm、L=7.3 m，间排距2.0 m×1.6 m，树脂端部锚固，锚固长度为2.0 m，每根锚索使用5卷Z2350型树脂药，预紧力不低于100 kN，垫板采用2块垫板叠加，其规格分别为350 mm×350 mm×10 mm和150 mm×150 mm×10 mm的正方形垫板，大垫板在上，小垫板在下。底角锚索应向下倾斜15°～25°进行安装。硐室帮部每2根锚索作为一组并采用钢带连接，形成一个整体，阻止松散围岩的进一步变形。

(3)组合注浆锚索。组合注浆锚索主要针对底板，每组由3根φ17.8 mm、L=6.0 m的锚索组合而成，间排距2.0 m×1.6 m，每排3套。注浆锚索长6 m，分为锚固段(3.0 m)，自由段(2.5 m)和张拉段(0.5 m)，整束锚索由钢绞线、导向帽、塑料套管、支撑架、排气管组合而成，锚索盘采用25号槽钢配合20 mm钢板使用。注浆锚索张拉时，预紧力不低于120 kN，注浆材料为水泥—水玻璃双液浆。具体布置及参数如图15所示。